沖擊危險區(qū)迎采沿空巷道切頂護(hù)巷防沖技術(shù)

張 雷

（1.徐州礦務(wù)集團(tuán)有限公司，江蘇 徐州221000；2.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州221000）

眾所周知，沿空掘巷能夠大大增加煤礦的開采率，而且巷道的應(yīng)力分布以及維護(hù)條件等方面都比在巷道中設(shè)置寬煤柱要好很多，因此這種方法在我國煤炭開采方面大范圍運(yùn)用。為了避免相鄰工作面的采掘活動給沿空掘巷帶來的擾動影響，一般情況下在相鄰工作面的巖層區(qū)域穩(wěn)定后，再進(jìn)行沿空掘巷作業(yè)。有時由于單翼采區(qū)設(shè)計與采掘交替緊張的影響，相鄰工作面回采完成后就直接開始下個工作面的掘進(jìn)，因此必須對它的掘進(jìn)干擾進(jìn)行控制，通常采取的方式就是設(shè)計一定寬度的區(qū)段礦柱來提供支撐，但是這樣將限制了煤礦的采出率，同時也給維護(hù)增加了難度，想要增加采出率的同時還能降低維護(hù)難度，可以將窄煤柱掘進(jìn)巷道設(shè)計在鄰近工作面的一邊，這種方法也叫做迎采動面沿空掘巷。這種沿空掘巷和原來的沿空掘巷具有很大區(qū)別，包括它受到了相鄰工作面整個施工階段帶來的動壓作用，巷道形變強(qiáng)烈，不易維護(hù)[1-2]。這種沿空掘巷主要受到了上個區(qū)間工作面回采產(chǎn)生的大量動壓作用，并在不穩(wěn)定的空區(qū)邊部進(jìn)行巷道的掘進(jìn)，巷道同時會遇到頂板巖石大結(jié)構(gòu)關(guān)鍵塊開裂、回轉(zhuǎn)、下沉等，給巷道維護(hù)帶來了很大困難。目前由于礦山開采需求的不斷增加，采掘矛盾日益凸顯，這種單翼開采的礦井顯得極為突出[3-4]。

我國很多學(xué)者對迎采動沿空掘巷進(jìn)行了一些研究，并取得了豐碩的成果，趙瑤等[5]以陳四樓礦為研究背景，探索了在小煤柱異常破碎、礦壓顯現(xiàn)問題嚴(yán)重等難題，通過優(yōu)化支護(hù)參數(shù)，迎采動沿空掘巷取得了良好的支護(hù)效果；于洋等[6]為了解決神華單翼開采礦井接續(xù)問題，利用數(shù)值模擬和現(xiàn)場實(shí)測的方法對迎采動沿空掘巷的圍巖特征的時空效應(yīng)進(jìn)行研究，建立“高阻支護(hù)、分段控制、動態(tài)監(jiān)測、頂板穩(wěn)控、固結(jié)煤幫”的控制原則以及“分段錨網(wǎng)索梁結(jié)合加強(qiáng)支護(hù)”的動態(tài)控制方式，可以對巷道兩邊形變以及迎采動沿空掘巷形變進(jìn)行很好的控制；王猛等[7]通過理論計算、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實(shí)測等綜合性手段對迎采動沿空掘巷巖層穩(wěn)定性控制采取詳細(xì)研究，同時給出有效的留柱尺寸，并將其設(shè)計在應(yīng)力降低部位，同時提出利用高強(qiáng)度大延伸率錨桿支護(hù)，控制巷道圍巖變形，提高小煤柱關(guān)鍵部位的承載能力，最大限度的控制迎采動沿空掘巷的變形。以上研究都是基于迎采動沿空掘巷方面進(jìn)行的，而對沖擊礦壓和迎采動共同作用下維護(hù)沿空巷道的研究基本未涉及，為此，針對張雙樓煤礦的實(shí)際情況，對在沖擊礦壓和迎采動共同作用下沿空掘巷的巷道防沖控制技術(shù)進(jìn)行研究。

1 工作面概況及面臨難題

1.1 工作面概況

張雙樓煤礦位于江蘇省徐州市西北沛縣安國鎮(zhèn)境內(nèi)，礦井于1986 年12 月建成投產(chǎn)。主、副井井口標(biāo)高+38.5 m。92606 工作面的標(biāo)高為-750 m，屬于西三采區(qū)工作面，西部與陷落柱3#保護(hù)煤柱相鄰，東部從-750 開始，沿西三9#煤運(yùn)輸上山，北側(cè)屬于未開采區(qū)，南側(cè)與92604 工作面采空區(qū)相鄰。工作面煤層厚度1.1～4.2 m，平均厚度約2.7 m，煤層結(jié)構(gòu)簡單，為較穩(wěn)定的中厚煤層。工作面西部發(fā)育1 處煤層變薄區(qū)，煤厚1.6～2.0 m。工作面西部發(fā)育偽頂泥巖，走向NW，帶寬平均約102 m，平均厚度2.5 m。工作面走向長920 m，傾向長172.7 m，可采儲量95萬t，工作面標(biāo)高-621.4 m 至-723.0 m，工作面直接頂板為中細(xì)砂巖，厚度約31.35 m，巖性特征灰色、白色，由長石、石英組成，暗色礦物含量較大，呈泥質(zhì)膠接結(jié)構(gòu)，水平層理構(gòu)造。部分區(qū)域出現(xiàn)泥巖頂板，厚度不超過5 m。92606 工作面和92608 工作面布置關(guān)系簡圖如圖1。

圖1 92606 和92608 工作面布置關(guān)系簡圖Fig.1 Layout of 92606 and 92608 working faces

92606 工作面與92608 工作面均處在-750 m 水平西三采區(qū)，煤層厚1.1～4.2 m，平均厚度在2.70 m左右，礦層結(jié)構(gòu)不復(fù)雜，屬穩(wěn)定的中厚層煤礦。92608工作面的材料巷掘進(jìn)與92606 工作面的回采相向而行，當(dāng)兩面相距距離小于《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的距離時，停掘92608 工作面材料巷，只進(jìn)行92606 工作面的回采工作。由于92606 工作面和92608 工作面的頂板巖性為砂巖，硬度較大，回采之后能夠起到穩(wěn)定支撐作用。

1.2 工作面面臨難題

針對92606 工作面的回采以及92608 工作面沿空巷道掘進(jìn)來說，主要面臨以下難題：

1）9#煤上方賦存厚層砂巖頂板，來壓步距大，在92606 工作面隅角形成懸頂，對本工作面造成安全隱患，加大沖擊危險性。

2）92606 工作面頂板應(yīng)力變化強(qiáng)烈，采動動壓較高，能夠在一定程度上影響92608 工作面材料巷的穩(wěn)定，后期92608 工作面材料巷復(fù)掘帶來困難與安全隱患。

3）92606 與92608 2 個工作面的頂板巖性均為砂巖，其硬度較大，92606 工作面在回采過程中，其支承壓力容易引起92608 工作面材料道出現(xiàn)劇烈形變。想要降低92606 工作面回采產(chǎn)生的擾動作用，應(yīng)當(dāng)在92606 運(yùn)輸巷位置開展實(shí)施切頂爆破技術(shù)的研究與應(yīng)用。

2 爆破切頂護(hù)巷技術(shù)

2.1 技術(shù)機(jī)理

因為地質(zhì)環(huán)境的復(fù)雜多變，包括頂板地層的裂隙、節(jié)理、裂隙等構(gòu)造影響，空區(qū)處理手段、開采技術(shù)條件以及巷道支護(hù)現(xiàn)狀等因素影響，容易造成空區(qū)基本頂板層位出現(xiàn)斷裂，其出現(xiàn)斷裂的區(qū)域一般出現(xiàn)在以下3 個區(qū)域：煤壁上方、煤壁內(nèi)部、煤壁外懸露某長度。上述3 種斷裂時的頂板破斷線位置及應(yīng)力分布如圖2，如果采空區(qū)中，基本頂?shù)膽翼旈L度增加，將會在礦體中產(chǎn)生較大的應(yīng)力集中，同時擴(kuò)大了巷道側(cè)幫的塑性范圍與破壞區(qū)域。

圖2 頂板破斷線位置及應(yīng)力分布Fig. 2 Broken line position and stress distribution of roof

由圖2 可知，斷裂出現(xiàn)在煤壁內(nèi)側(cè)時最好，然而92608 工作面的材料巷的掘進(jìn)工作早已結(jié)束，斷裂發(fā)生在煤壁內(nèi)側(cè)時，巖石斷裂質(zhì)量直接作用于礦體上，往往會造成煤柱發(fā)生失穩(wěn)垮塌，嚴(yán)重威脅著92608 材料巷與92606 運(yùn)輸巷，因此在此采用煤壁上方斷裂，也就是92606 運(yùn)輸巷的下部區(qū)域。

2.2 爆破孔深度理論計算

巷道的上部巖層將應(yīng)力傳遞到巷道上部直接頂山，從而對巷道產(chǎn)生影響，如果上部煤層被開采出去，上部巖層的垮落性質(zhì)、垮落后的賦存方式直接受到基本頂巖體的斷裂性質(zhì)、坍塌之后的賦存方式影響[8-11]。沿空掘巷與上覆巖體結(jié)構(gòu)的關(guān)系示意圖如圖3，沿空巷道處在塊體A 下部。

圖3 沿空掘巷與上覆巖體結(jié)構(gòu)的關(guān)系示意圖Fig. 3 Diagram of relationship between gob side entry and overlying rock mass structure

根據(jù)圖3 可知，塊體A 是這個工作面上部的基本頂，塊體B1、B2均屬于這個工作面采空側(cè)的弧形三角塊，塊體C 屬于該工作面空區(qū)斷裂的巖體。

如果采空區(qū)沒有被垮落帶完全填充，沿空巷道的荷載基本上都是A、B1塊體與B2構(gòu)成的鉸接弧形三角塊與上部巖體施加。如果垮落帶的高度不大，塊體B1、A 于B 點(diǎn)，塊體B1、B2于A 點(diǎn)構(gòu)成了膠接結(jié)構(gòu)，B2塊利用A 鉸接點(diǎn)把應(yīng)力傳到B1塊上，塊體B1利用B 鉸接點(diǎn)把應(yīng)力傳到A 塊上。這個階段沿空巷道將承擔(dān)來自塊體A、B1、B2與上部巖體的總質(zhì)量，所承受的應(yīng)力很大，因此往往會發(fā)生形變。

如果采空區(qū)被垮落帶完全調(diào)控，巖塊B2將應(yīng)力傳遞給采空區(qū)巖石，這個階段沿空巷道只承擔(dān)塊體A、B1與上部巖體的荷載，因此該巷道的應(yīng)力最低，形成的形變也最小。

所以頂板爆破孔的深度造成垮塌的巖體可以完全充滿采空區(qū)，因此確保沿空巷道具有較小的壓力。將垮落帶巖體的平均碎脹系數(shù)控制在1.3～1.4，那么爆破孔深度為[12-14]：

式中：h 為爆破孔深度，m；K 為巖體碎脹系數(shù)，取1.3～1.4；m 為煤層厚度，m。

92606 工作面煤層厚度為1.1～4.2 m，因此爆破孔深取3.3～12.6 m。

2.3 爆破間距理論計算

按照有關(guān)資料，可通過以下公式來求解爆破孔破碎圈半徑RP[15-16]：

式中：ρ0為炸藥密度，t/m3；rc為炸藥半徑，mm；Rp為裂隙圈半徑，m；b 為切向應(yīng)力、徑向應(yīng)力比例系數(shù)；n 為爆轟氣體碰撞孔壁時壓力放大系數(shù)，根據(jù)K K 安德列夫和A 別遼耶夫的研究，n=8～11；rb為炮眼半徑，mm；u 為泊松比；a 為應(yīng)力衰減系數(shù)；De為炸藥爆速，km/s；ST為煤巖抗拉強(qiáng)度，MPa；p 為徑向應(yīng)力峰值，MPa。

92606 工作面中，選擇二級乳膠炸藥實(shí)現(xiàn)頂板爆破，根據(jù)相關(guān)的要求，爆破速度3.2 km/s，炸藥直徑27 mm，密度1.164 t/m3，炮孔半徑21 mm，另外巖石泊松比取值0.35，而對應(yīng)的抗拉強(qiáng)度在5 MPa 左右，其結(jié)果顯示，裂隙圈直徑達(dá)到了1 m，由此推導(dǎo)得到相鄰炮孔間距不大于1 m，效果較好。

2.4 技術(shù)參數(shù)設(shè)計與對比

為了進(jìn)行效果對比分析，設(shè)計了4 種爆破技術(shù)方案，便于對比分析。

1）方案1。92608 運(yùn)輸巷切頂爆破從回采進(jìn)尺點(diǎn)400 m 開始向外施工，鉆孔半徑21 mm，深為18 m，該孔和水平方向間的角為60°，和巷道中線間形成的角在5°～10°范圍中，偏向工作面老采空區(qū)方向，鉆孔間距5 m，開鉆之處所對應(yīng)的運(yùn)輸巷頂板下肩窩首個錨桿向上幫0.2 m 的位置為第1 個鉆孔。該方案主要考慮防沖。切頂方案1 鉆孔布置如圖4。

2）方案2。鉆孔直徑42 mm，其孔深0.8 m，鉆孔、巷道下幫間的角在3°～7°范圍內(nèi)，相鄰孔間隔1 m，如果和原施工孔定位一致，就不重新鉆孔，或是施工點(diǎn)位于錨桿點(diǎn)甚至對施工產(chǎn)生影響，則鉆孔位置可進(jìn)行相應(yīng)的調(diào)整，而間隔調(diào)整量在±0.5 m 之間。開鉆之處所對應(yīng)的運(yùn)輸巷頂板下肩窩首個錨桿向上幫0.2 m 的位置為第1 個鉆孔。

3）方案3?？咨? m，間距0.5 m，爆破豎直向上施工。

4）方案4?？咨? m，間距0.5 m，爆破豎直向上施工。

切頂方案2、方案3、方案4 示意圖如圖5。

圖5 切頂方案2、方案3、方案4 示意圖Fig. 5 Schematic diagram of cutting scheme 2, 3 and 4

3 現(xiàn)場實(shí)踐與效果分析

3.1 方案布置

不同位置爆破孔施工參數(shù)示意圖如圖6。根據(jù)圖6，在92606 工作面處于92608 材料巷掘進(jìn)頭時，同時其運(yùn)輸巷所處點(diǎn)于下幫方向進(jìn)行切頂卸壓，截止3 月5 日時，該工作面距離材料道掘停面之間達(dá)到350 m 以上，該情況下92608 工作面材料道將再次被投入使用。而切頂爆破這一相關(guān)操作里，該工作面中，對運(yùn)輸巷頂板進(jìn)行了爆破方案的試驗，4 種方案中孔深和孔間距參數(shù)表見表1。

圖6 不同位置爆破孔施工參數(shù)示意圖Fig.6 Schematic diagram of blasting hole construction parameters at different positions

表1 4 種方案中孔深和孔間距參數(shù)表Table 1 Parameters of hole depth and hole spacing infour schemes

在材料巷再次使用前，首先應(yīng)該對測點(diǎn)進(jìn)行設(shè)定，4 種不同爆破方案，對其頂?shù)装甯摺⑾锏缹挾雀挥嗔窟M(jìn)行監(jiān)測得到的巷道寬度及高度分別為：①3 735 mm，2 006 mm；②4 060 mm，2 000 mm；③4 427 mm，2 139 mm；④4 491 mm，2 225 mm。

對比第3 和第4 爆破方案，92608 工作面中的材料巷對應(yīng)的高度、寬都有富裕的剩余量，有較理想的效果：在第1 個方案中，兩幫、頂?shù)装甯叨榷疾粔虼螅锏赖男巫兎浅Ｃ黠@，所以所得結(jié)果來看，孔深6 m 和8 m，孔間距0.5 m 時與實(shí)際更相符，如此其求解的結(jié)果和上文相同，也反映出構(gòu)建的切頂巷參數(shù)優(yōu)化技術(shù)效果理想，而且合理性良好。

3.2 施工工藝

鉆機(jī)為錨桿鉆機(jī)，裝藥量2 kg，封孔深度為3 m，爆破方式為雷管引爆封孔優(yōu)化技術(shù)，使得爆破更為安全可靠，而且其效果更理想，能夠在很大程度上降低了爆破給92606 工作面中運(yùn)輸巷頂板所帶來的破壞力。

3.3 實(shí)施效果

3.3.1 巷道變形規(guī)律

在92606 工作面運(yùn)輸巷共采用了4 種切頂爆破方案，分別為：①孔間距5 m，孔深18 m；②孔間距1 m，孔深8 m；③孔間距0.5 m，孔深8 m；④孔間距0.5 m，孔深6 m。爆破完成后，92606 工作面進(jìn)行回采，回采后92608 材料巷剩余巷道寬度如圖7，92608 材料巷剩余巷道高度如圖8。

圖7 92608 材料巷剩余巷道寬度Fig.7 Remaining roadway width of 92608 material roadway

圖8 92608 材料巷剩余巷道高度Fig.8 Remaining roadway height of 92608 material roadway

從所得結(jié)果來看，孔深6 m 和8 m，孔間距0.5 m 時實(shí)際更相符。以實(shí)際情況來看，孔深6 m，由于靠近頂板，因此工作面中，其運(yùn)輸巷頂板受到了較大破壞，所以孔深8 m，孔間距0.5 m 的爆破更為理想。

3.3.2 效果總結(jié)

1）在實(shí)施第1 種方案時，工作面下隅角出現(xiàn)懸頂，長度達(dá)到約20 m；根據(jù)巷道變形觀測，在相對應(yīng)的92608 材料巷兩幫最大位移量為1.8 m，其中低幫位移量為240 mm，其它為高幫位移量；頂?shù)装逡平繛?.02 m。

2）在實(shí)施第2 種方案時，工作面下隅角出現(xiàn)懸頂，長度達(dá)到約10 m；根據(jù)巷道變形觀測，在相對應(yīng)的92608 材料巷兩幫最大位移量為0.55 m，其中低幫位移量為240 mm，其它為高幫位移量；頂?shù)装逡平繛?.84 m。

3）選擇第3、第4 方案時，工作面下隅角出現(xiàn)基本無懸頂，頂板跟隨支架垮落。

4）通過實(shí)施頂板切頂，有效控制了本工作面隅角懸頂與沿空巷道的采動變形。

5）從所得結(jié)果來看，孔深度為6 m 和8 m，孔間隔0.5 m 的安排和實(shí)際更相符。當(dāng)92606 局部工作面相對完整無構(gòu)造的情況下，爆破方案以孔深6 m，孔間距0.5 m 時，更符合實(shí)際。當(dāng)92606 局部頂板破碎時，可選用孔深8 m，間距為0.5 m 的爆破方案。

4 結(jié) 論

1）針對沖擊礦壓和迎采動共同作用下維護(hù)沿空巷道問題，采用切頂護(hù)巷防沖控制技術(shù)，有效控制窄煤柱巷道的變形。

2）基于理論分析和爆破切頂護(hù)巷技術(shù)，針對92606 工作面實(shí)際情況確定了頂板爆破孔深度為3.3～12.6 m，2 個炮孔間距不大于1 m，切頂效果較好。

3）根據(jù)92606 工作面的實(shí)際情況，提出了4 種切頂護(hù)巷防沖控制技術(shù)方案，通過方案比較，得出當(dāng)孔深8 m 和6 m，間距0.5 m，爆破豎直向上施工時，工作面下隅角出現(xiàn)基本無懸頂，頂板跟隨支架垮落。同時，當(dāng)92606 工作面局部相對完整無構(gòu)造的情況下，爆破方案以孔深6 m，孔間隔0.5 m 和實(shí)際需求更為相符。當(dāng)92606 局部頂板破碎時，可選用孔深8 m，間距0.5 m 的爆破方案。